锚杆支护设计,
一、基本情况
22111回风顺槽巷道原设计1110m，施工沿2#煤层底板布置掘进，S100A 型综掘机落煤、装煤。采用矿用耐压坑木，梯形断面平棚、亲口结合支护。临时支护采用4.0m长的10#槽钢，配合40T型圆环大链，用连接环加螺丝锚固，截割后及时窜入迎头空顶地段。棚梁、腿均为2.7m，巷道上净宽2.4m，下净宽3.4m，净高2.5m，掘进毛断面8.64m2，棚距0.7m，断面顶部铺设10#铁丝金属菱形网，长边搭接100mm，每300mm联一道，每一道为三扭一扣压辩式，勾盘“六、六、六”，严密牢固，严禁空帮空顶。地质条件为：2#煤平均煤厚6.8m，煤层结构简单，夹矸层数1—3层，稳定可采，夹石多为灰黑色页岩及泥岩，位于中上部，下部煤质好于中部。顶板为砂岩，底板为砂岩及砂质页岩；据邻近巷道观测，瓦斯绝对涌出量为0.51m3/min；据煤尘爆炸性试验，2#煤火焰长度为50—400mm，煤的自燃倾向性等级为易自燃—自燃，自然发火期3—6个月；煤层倾角最大为11度，最小为9度，平均10度，走向近似东西向，据掘进2217工作面回风巷时有一条落差大于3m的断层存在，在进风巷掘进时，这条断层已不存在，没有延伸到22111工作面内。
根据现有的技术资料，考虑2#煤较硬，为推广锚杆支护，也为提高我矿掘巷的机械化程度，借鉴焦家寨矿锚杆、锚索支护经验，对22111回风顺槽木支150m后进行锚杆支护。
二、支护设计方法
结合通风要求、综采设备安装要求和巷道围岩变形情况等，根据附近钻孔的柱状资料分析，2#煤顶煤直接顶为砂岩，厚度为5.0～7.0m，属较稳定岩层，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中，需用高强锚索做辅助支护。根据公司焦家寨矿2#煤层回采巷道支护经验，初步确定22111回风顺槽采用矩形断面，掘进宽度3.4m，掘进高度2.6m，掘进毛断面积8.84m2，锚杆+网+锚索联合支护。顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢，直径20mm，长度2.0m，排距0.8m，间距0.9m，四根锚杆均匀分布，两侧各留350mm间隙；巷道靠上帮一侧采用左旋无纵筋螺纹钢，直径18mm，长度1.7m，靠下帮一侧采用玻璃钢锚杆，直径18mm，长度1.7m，间距1.0m，排距0.8m，三根锚杆均匀分布，上下侧各留300mm间隙；巷道顶帮均采用钢筋托梁并铺设金属网；巷道顶板补打锚索φ15.24-6000，用3003300312mm钢托盘，间距1.5m，排距3.2m。
巷顶锚杆锚固力不小于70KN，预紧力矩不小于100N2m，帮锚杆锚固力不小于30KN，预紧力矩不小于60N2m，锚索预紧力不小于120KN，锚索锚固力不小于221KN。
一、采用计算法校核支护参数。
1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果条件，应满足：L≥L1+L2+L3
式中：L——锚杆总长， m
L1——锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.02～0.05m，
顶锚杆取0.17m，帮锚杆取0.15m） m
L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m
L3——锚入岩层内深度，即锚固长度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m
普氏免压拱高：
b=[B/2+Htan（45°—ω帮/2）]/f顶
式中：B、H——巷道掘进跨度和高度， B=3.4m，H=2.6m
f顶——顶板煤岩普氏系数，f取3
ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取71.5°（查表得）
b=[3400/2+26003tan（45°－71.5°/2）]/3=708mm
c=26003tan（45°－71.5°/2）=423mm
依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶≥1678mm；帮锚杆长L帮≥1173mm，
所选锚杆长度均能满足计算要求。
2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距
每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2α2，锚杆锚固力应能承担G的重量。为安全
起见，再考虑安全系数K，取K=2
KG＜Q
式中：γ——岩体容重，KN/m3，γ=26.7 KN/m3
α＜（Q/KγL2）1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥70KN，计算得α＜1.2m，因而
间排距参数能满足计算结果。
3、悬吊理论校核锚索间距
为防止巷道顶部大面积整体垮落，用φ15.24mm，L=6000mm的钢绞线，将锚
杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的
冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发
挥悬吊作用，取垂直方向力的平衡可用下式计算锚索间距。
L=nF2/[BHγ－（2F1sinθ）/L1]
式中：L——锚索排距， m
B――巷道最大冒落宽度， 3.4m
H——巷道冒落高度，按严重冒落取2.0m
γ——煤岩体容重， 26.7 KN/m3
L1——锚杆排距， 0.9m
F1——锚杆锚固力，70KN
F2——锚索极限承载力，取221KN
θ——角锚杆与巷道顶板的夹角， 80°
n——锚索牌数，取1
通过以上计算，回风顺槽锚索排距L小于7.8m，所选锚索参数符合设计要求。
（1）顶板支护
锚杆形式和规格：杆体为左旋无纵筋高强螺纹钢筋，长度2.0m，杆尾螺纹为M24。
锚固方式：树脂加长锚固，采用一支规格为Z2360和一支K2335树脂锚固剂。
钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。
钢筋托梁规格：采用φ14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3.2m。加工尺寸如图1-1所示。
托板：采用拱型高强度A3钢托盘。
锚杆角度：顶板两端第一根锚杆安设角度为与垂线成10度，其它顶板锚杆与岩体垂直。
网片规格：采用菱形金属网护顶。
锚杆布置：锚杆排距0.8m，每排4根锚杆，间距0.9m。
锚索：直径为φ15.24mm，长度为6.0m，加长锚固，采用一支规格K2335和两支规格Z2360树脂药卷。锚索每排2根，排距为3.2m，锚索头部设有树脂药卷搅拌头，尾部配有高强度锚具，配套金属托板规格为300×300×12mm。
(2) 巷帮支护
锚杆形式和规格：（巷道上帮）杆体为左旋无纵筋高强螺纹钢筋，长度1.7m，杆尾螺纹为M20。（巷道下帮）杆体为φ18玻璃钢锚杆，长度1.7m，杆尾螺纹为M20。
锚固方式：树脂加长锚固，采用一支规格为Z2360锚固剂和一支K2335锚固剂。
钢筋托梁规格：采用φ14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.4m。加工尺寸如图1-2所示。
托板：采用拱型高强度A3钢托盘
锚杆角度：巷道两帮上下锚杆安设角度为与水平线成10度，其它帮锚杆与岩体垂直。
网片规格：采用菱形金属网护帮。
锚杆布置：锚杆排距0.8m，每排每帮3根锚杆，间距1.0m。梨园河煤矿22111回风顺槽锚杆支护如图1-1所示。
顶板钢筋托梁(φ14-3200-4-900)
帮部钢筋托梁(φ14-2400-3-1000)
图1-1、1-2 托梁加工示意图
图1-1 梨园河煤矿22111回风顺槽锚杆支护
三、锚杆支护材料及施工工具
（一）锚杆支护材料
22111回风顺槽锚杆支护材料如表
注：1. 数量按每米计算，实际用量按顺槽的实际剩尺计算并考虑一些富余量。
2. 锚杆托板及配套构件等与锚杆一起配套购买或制作。
（1）顶板锚杆杆体
锚杆杆体为左旋无纵筋高强螺纹钢筋，专用锚杆钢材。杆体公称直径20mm，长度2.0m，延伸率17%。杆尾螺纹规格M24，采用滚压加工工艺成型。
（2）树脂药卷
树脂锚固剂型号分别为：Z2360，即直径23mm，长度600mm，固化时间为中速；K2335，即直径23mm，长度350mm，固化时间为快速。
（3）托板
拱型高强度托盘，锚杆托板尺寸为120312038mm，锚索托板尺寸为3003300312mm，力学性能与锚杆杆体配套。
（4）钢筋托梁
钢筋托梁规格：采用 14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，顶板托梁长度3.2m，帮部托梁长度为2.4m。在安装锚杆的位置处焊上两段纵筋，以便安装和固定锚杆位置。
（5）金属网
巷道顶板铺设菱形金属网，材料为12＃铁丝，网孔50350mm。顶板钢筋网
规格为3.6m30.9m，帮部规格为2.830.9m。
（6）帮锚杆
巷道上帮侧锚杆杆体为左旋无纵筋高强螺纹钢筋，专用锚杆钢材。杆体公称直径18mm，长度1.7m，延伸率17%。杆尾螺纹规格M20，采用滚压加工工艺成型。
巷道下帮侧为不影响割煤，采用可切割的玻璃钢锚杆进行支护，其杆体公称直径18mm，长度1.7m。
（7）锚索
采用型号规格为Φ15.24-6000的矿用预应力锚索。
（二）施工机具
所需施工机具，如表所列。采用单体风动锚杆钻机钻装顶板锚杆，配套钻杆为B19型中空钻杆，钻头为φ27mm双翼岩石钻头。采用煤电钻(或风动帮锚杆机)钻装两帮锚杆，配套钻杆为φ26mm麻花钻杆，钻头为φ27mm双翼煤电钻钻头。
表施工所需机具
四、矿压监测内容和方法
矿压监测是动态信息设计方法的核心内容之一。通过测试锚杆受力和巷道围岩位移分布，就可比较全面地了解锚杆支护的工作状态，进而验证或修改锚杆支护初始设计，并保证巷道的安全状态。
1、矿压监测的准备工作
井下实施矿压监测之前，需做好以下工作：
(1) 组建矿压监测队伍
队伍成员由矿方安排，要求对监测工作认真负责，并具有一定锚杆支护经验。
(2) 准备监测仪器和测点安设物品
按照设计要求的规格和数量购置所需监测仪器，准备测点安设所需物品。(3) 准备监测记录表格
矿压监测所需记录表格应提前准备好，以供井下测试时使用。
(4) 技术培训
在井下测试之前，由试验小组对测工进行技术培训。
2、矿压监测内容和方法
矿压监测分为综合监测和日常监测。前者的主要作用是验证或修改初始设计，后者主要是为了保证巷道安全。
1）综合监测
巷道综合监测内容如表。测站布置如图。
表巷道综合监测内容
图综合监测测站布置
巷道中共设2个测站。巷道掘进20m后设置第一个测站，包括两个巷道表面位移监测断面，一个顶板离层监测断面，一个锚杆受力监测断面。巷道掘进50m 后设置第二测站。
巷道表面位移
采用十字布点法安设表面位移监测断面（图）。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻φ28mm、深500mm的孔，将φ27mm、长500mm的木桩打入孔中(可放树脂药卷)。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。观测方法为：在C、D之间拉紧
测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、AB值；在A、B之间拉紧测绳，C、D之间拉紧钢卷尺，测读CO、CD值；测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm；采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。
D
图巷道表面位移监测断面布置
测量频度为：距掘进工作面50m之内，每天观测1次，其它时间每3天观测1次。
顶板离层
采用LBY-3型顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值。
离层仪的安装方法和步骤：
钻孔：采用B19中空六方接长式钻杆、Φ27mm钻头用锚杆机在巷道中线处打垂直钻孔，深度6m；
深部基点：用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。
浅部基点：用安装杆推入浅部基点锚固器至2.3m处，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。
孔口套管：安装孔口套管
对准刻度：将A刻度（浅部基点刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳；将B刻度（深部基点刻度）坠与A刻度坠下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。
初读数：记录初读数。
安装注意事项：
?离层指示仪安装位置距迎头不得超过1.5m，否则无法捕捉顶板离层的全过程；?钢绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结；
?推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出；?浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记；
?安装后，两个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。
观测频度：频度与表面位移相同。
(3) 锚杆受力
顶锚杆采用CM-200型测力锚杆（图）及锚杆测力计测试顶板锚杆受力。每一观测断面布置8根测力锚杆。在施工时，将正常安装的锚杆换成测力锚杆。
图测力锚杆示意图
测力锚杆的安装方法和步骤：
?安装前，在井下测完初读数；
?安装时，先将安装搅拌接头旋入保护套内，由上端套上托盘，将树脂药卷放入孔中，用杆体将其推至孔底，然后，将安装搅拌接头插入锚杆机输出轴上，开机搅拌药卷。
?搅拌结束待树脂固化后，拧紧螺母，用两把扳手分别卡住保护套和搅拌接头卸下搅拌接头，立即测读并记录第一次读数。
?测读时，将测力锚杆与YJK4500型静态电阻应变仪相连，依次读出1-12个位置的读数。
观测频度：
观测频度要求与表面位移观测相同。
帮锚杆受力采用锚杆测力计进行测量，安装锚杆测力计时，帮锚杆孔深控制在1800mm左右，便于安装锚杆测力计。
2）日常监测
日常监测包括三部分内容：锚杆锚固力抽检、顶板离层观测和锚杆预紧力矩抽检。应安排专人负责日常监测，记录数据务求准确可靠。
(1) 锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人，按不小于10%的比例和不大于二天的时间间隔对永久支护锚杆的锚固力进行抽检。抽检时只做非破坏性拉拔，锚杆达到70kN 为合格。一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，要求施工单位重新安装合格锚杆。
(2) 顶板离层
顶板离层指示仪除作综合监测外，还用作日常监测。巷道每隔20m，安设一
个顶板指示仪。在回风顺槽施工完成前，每天观测，除非离层松动没有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，改为观察两个刻度坠的颜色。由当班班长和跟班副队长负责观察，其他人员也应随时注意观察，以便及早发现异常现象，确保安全。一旦发现异常现象，必须立即向有关领导报告，以便采取相应措施。(3) 锚杆预紧力矩抽检
巷道掘进施工过程中，安排专人按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力矩进行抽检，达300N·m即为合格。一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“预紧”字样，要求施工单位重新拧紧螺母。
3、监测仪器和物品
本次矿压监测所需仪器和物品，如表所列。注：实际数量及所需仪器以在现场研究的数量为准。
表所需矿压监测仪器和物品
五、锚杆与锚索支护施工工艺
1、锚杆施工工艺
巷道施工工序包括掘进与支护两大部分。
1巷道掘进与临时支护
巷道掘进采用S100A型综掘机掘进，可保持巷道围岩的完整性与稳定性，减小掘进对围岩的破坏，要求如下：
(1) 严格按照设计的巷道断面与尺寸施工，不得超挖或欠挖。掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过200 mm。
(2) 保证成形质量，尽量使巷道表面平整、光滑，避免凹凸不平，为锚杆、锚索支护各构件的安装创造良好条件。同时，也能使锚杆、锚索、钢带等处于较好的受力状态，有利于支护作用的充分发挥。
巷道施工时必须使用临时前探支护，割煤后使用吊环式前探梁支护维护顶板，即将吊环挂在工作面末端两根锚杆上，将前探梁插入并伸到工作面，用刹顶木（两道）与顶板背牢后，再进行永久支护，前探梁数量为3根，至工作面的距离小于0.5m。
巷道必须备用10架刚性支架以备特殊支护使用（如过断层、地质构造带等）。
掘进过程中遇淋水大时，把锚杆间距缩小为0.8m，排距不变。
2锚杆支护施工工艺流程
锚杆应紧跟掘进工作面及时支护。锚杆支护施工工艺流程为：掘进出煤，铺、联金属网，上钢筋托梁或钢带，临时支护，钻顶板中部锚杆孔、清孔，安装树脂药卷和锚杆，用锚杆钻机搅拌树脂药卷至规定时间，停止搅拌并等待规定的时间，拧紧螺母达到锚杆设计预紧力。从中部向外依次安装其他顶板锚杆。帮锚杆的施工步骤与顶锚杆基本相同。
锚杆支护施工工艺中，钻孔、搅拌树脂药卷与拧紧螺母为主要工序，其他可作为辅助工序。为了使锚杆支护各施工工序有序进行，减少支护时间，提高安装速度，应合理安排各个工序，进行施工工艺优化。以锚杆施工主要工序：钻孔、搅拌树脂药卷与拧紧螺母为主线，在考虑辅助工序先后的基础上，尽量使辅助工序与主要工序平行作业，合理利用工时，缩短总的支护时间。
为了提高锚杆支护速度，在巷道允许的条件下，应配置两台锚杆钻机同时作业。
3锚杆支护施工主要工序
锚杆支护施工主要工序为：钻孔与安装锚杆。
1) 钻孔
钻孔的质量与速度直接影响锚杆安装质量与速度。
钻孔应严格按照设计的孔位、孔深与角度进行施工。
(1) 锚杆孔位确定了锚杆的间排距，间排距的误差不应超过100 mm。
(2) 钻孔直径应符合设计要求。避免钻孔过小，杆体不能顺利安装；钻孔过大，影响锚固效果与锚固长度。
(3) 钻孔应保持直线，不出现弯曲或台阶，使杆体能顺利插入钻孔。
(4) 钻孔深度应严格控制在设计范围内，顶部锚杆孔深要求为1910—1940mm，两帮锚杆孔深要求为1610—1640mm，保证锚杆端头推至孔底后，锚杆尾部螺纹能安装螺母、压紧托板，为锚杆提供足够的预紧力。钻孔深度过大，锚杆端头不能推至孔底，孔底的锚固剂不能搅拌，影响锚固长度与效果；钻孔深度过小，锚杆外露太长，螺母不能压紧托板而提供预紧力，极大地影响支护效果。锚杆外露长度不超过设计值10mm。
(5) 钻孔角度应严格按照设计控制，误差不应超过5o。过大的锚杆角度，一方面是减小了锚杆的有效作用范围；二是使锚杆的受力状况变差，不利于锚杆支护作用的充分发挥。
(6) 钻孔钻进完毕应清孔，清洗干净钻孔内的煤岩粉。
2) 安装锚杆
树脂锚杆的安装工序包括装锚固剂、插入杆体、搅拌树脂锚固剂、等待固化，以及拧紧螺母，使锚杆达到设计预紧力。
(1) 装树脂锚固剂。在装树脂锚固剂前，应检查锚固剂是否过期、硬化或损坏，这些锚固剂严禁使用。按设计要求的树脂锚固剂型号、数量、顺序, 依此装入钻孔内。
(2) 插入杆体。锚杆杆体套上托板并带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头连接，杆体端部插入已装好树脂锚固剂的钻孔中，升起锚杆钻机，利用杆体将孔口处的树脂锚固剂送入孔底。
(3) 搅拌树脂锚固剂。利用锚杆钻机带动锚杆杆体旋转搅拌树脂锚固剂。树脂锚固剂搅拌是锚杆安装中的关键工序，直接影响锚固效果与安装质量。搅拌树脂锚固剂需要钻机有一定的扭矩，与杆体同钻孔的直径差、锚固长度、锚固剂的蒙古度等因素有关。对于加长或全长锚固锚杆，采用低粘度的树脂锚固剂有利于搅拌与安装。搅拌时间按树脂锚固剂的类型与技术要求严格控制（一般为15—30S）。搅拌时间过短，树脂锚固剂各组分还没有充分反应，影响固化效果与黏结力；搅拌时间过长，使已凝胶和固化的锚固剂遭到破坏，同样影响锚固效果。同时，要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。停止搅拌后，根据树脂锚固剂类型等待一定的时间（一般为60S）。
(4) 拧紧螺母施加预紧力。等待时间结束后，可采用锚杆钻机拧紧螺母，压紧托板，给锚杆提供一定的预紧力。此时，宜采用快速安装工艺，即搅拌树脂锚固剂、上托板、拧紧螺母一次完成。当锚杆钻机的扭矩不能满足锚杆设计预紧力的要求时，必须采用扭矩扳手、扭矩倍增器或锚杆张拉器等设备对锚杆施加预紧力。由于锚杆预紧力对支护效果起决定性作用，因此，锚杆预紧力必须达到设计的数值。顶部锚杆预紧力矩应达到200N.m,两帮锚杆预紧力矩应达到150N.m。
2、锚索施工工艺
与锚杆相比，锚索具有深度大、强度大、可施加较大预紧力的特点。树脂锚固锚索的施工很多方面与锚杆类似。
锚索应紧跟掘进工作面及时支护。锚索支护施工工艺流程为定锚索孔位，钻进锚索钻孔、清孔，往钻孔内装入树脂药卷，用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔
底，升起钻机并用搅拌器连接钻机和锚索尾部，开动钻机搅拌树脂药卷至规定时间，停止搅拌等待规定时间后收缩钻机卸下搅拌器，等待10-15min，套上托板安装锚具，用张拉设备张拉锚索到设计预紧力。
锚索支护施工工艺中，钻孔、搅拌树脂药卷与张拉为主要工序。
1 钻孔
采用锚杆(索)钻机配合接长钻杆、钻头钻孔。为使钻孔设备单一化，应尽量采用一种钻机钻装锚杆、锚索。接长钻杆连接处强度较低，接头处进入钻孔之前应控制钻机推力，避免钻杆破断。钻孔应严格按照设计的孔位、孔深与角度进行施工，误差控制在设计要求的范围内。孔深控制在5700±30mm内。
2 安装锚索
树脂锚索的安装工序与锚杆类似，包括装锚固剂、插入索体、搅拌树脂锚固剂、等待固化。
(1) 装树脂锚固剂。按设计要求的树脂锚固剂型号、数量、顺序，依此装入钻孔内。
(2) 插入索体。锚索尾部装上专用搅拌器，索体端部插入己装好树脂锚固剂的钻孔中，缓缓将树脂锚固剂送入孔底。
(3) 搅拌树脂锚固剂。锚索尾部用专用搅拌器与钻机连接，开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间（10-15S）。停止搅拌后等待一定时间（60S），收缩钻机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度应控制在设计范围内（200-300mm）。
3张拉锚索
等待10 -15 min后，装上托梁、托板、锚具，用张拉设备张拉锚索到设计预紧力（100KN）。之后卸下千斤顶。
3、锚杆、锚索施工安全技术要求
(1) 须定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验，每次数量不少于3根。如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大，必须对锚固参数进行调整和修改。
(2) 为了保证施工质量，须对锚杆锚固力进行抽检（不小于10%的比例），抽检指标为锚杆锚固力不得低于70kN。发现不合格锚杆，应在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。
(3) 掘进时形成的巷帮超宽或片帮超宽时，应及时处理，可采用加长钢筋托梁和补打锚杆的方法进行补强。
(4) 巷道地质条件发生变化时，应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理，如采用加密锚索加固或缩小锚杆排间距等。
(5) 试验过程中，每隔20m在顶板安装一个离层指示仪，观测围岩移动情况。一旦发生异常现象，观测人员应立即报告有关领导，以便采取相应措施。
(6) 顶板及帮铺网时，要求拉直拉紧，网间搭接长度不小于100mm。用双股18#铁丝按不大于300mm的间隔连接牢固。
(7) 巷道掘进施工过程中，安排专人按不小于30%的比例和不大于3天的时间间隔，用力矩扳手对锚杆螺母预紧力矩进行抽测，达到100 N·m即为合格。发现不合格锚杆，应立即重新拧紧至合格。
(8) 打眼前先用长柄工具除掉顶部和迎头煤壁的危矸，打眼和安装锚杆过程中必须随时注意观察顶板和迎头煤壁。
(9) 每班必须由班长、跟班技术人员共同对巷道后路支护状况进行全面细致的检查，如果发现异常，要及时撤出迎头全部人员并向矿调度室报告，可自行处理的，按由外向里的顺序进行处理，同时要保持后路畅通。
(10) 掘进施工期间应在迎头后方巷道中隔50m存放10架备用刚性支护棚料，以便及时应对异常情况。
(11) 当班发现不安全隐患，原则上必须当班处理完，如有特殊情况未能处理完时，必须由当班班长在现场与下一班班长交代清楚。有下列情况之一时，必须在发生地点或其附近补打锚杆：①片帮或超挖使巷道中心至任一帮增大超过500mm；②锚杆安装失败，托盘未能压住钢筋梁、金属网未贴紧围岩；③锚固力抽测发现不合格的锚杆；④孔口处煤岩松动脱落，造成托盘悬空的；⑤帮锚杆拧紧螺母时，达不到规定的预紧力矩（锚固段发生滑动所致）。
(12) 禁止在锚杆、钢带上系倒链和滑轮等起吊大件，起吊大件必须另有专门措施。
(13) 接长式钻杆连接处强度较低，在接头位置进入孔内之前要控制锚杆机推进力，以免钻杆折断弹出伤人。
(14) 顶、帮锚杆必须紧跟迎头安装，不允许有任何滞后。
(15) 安装锚索时，需二人协同作业，先将张拉千斤顶固定住，待锚具卡住后，人员撤下，开始张拉，当拉力达到10t时，即为合格。张拉时，发现不合格锚索，必须在其附近补打合格锚索。锚索安装两天后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。
巷道锚杆支护参数设计
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、
树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，
锚杆参数计算
铁迈煤矿锚杆（索）支护参数计算 一、锚杆长度： 按照加固拱原理确定锚杆参数： L≥L1+L2+L3 其中：L -------锚杆全长，m； L1-------锚杆外露长度，一般取0.05-0.2m，包括垫板、螺母；为了进行拉拔试验通常取0.2M. L2-------锚杆有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值）m； L3-------锚杆锚固长度，一般为0.3-0.5m; L2= [B/2+Htan（45°-W/2）]/f 其中：L2-------锚杆有效长度，m； B-------巷道掘进跨度，取3.8m； H-------巷道掘进高度，取3.5m； W-------围岩（煤体）内摩擦角，取45°； f-------岩石普世系数，取2.5；则 L2=［3.8/2+3.5*tan（45°-45°/2）］/2.5=1.34 所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m，因此采用长度 为2.0m的锚杆；
结论1：锚杆长度确定为2.0m 二、锚杆间排距 B=√---Q/-(khr)------ 式中： B：锚杆间排距； Q：锚杆锚固力；取80KN K：安全系数，取2； h：巷道掘进宽度；3.8m r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3 则：B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m. 结论2：锚杆间排距确定为0.6m. 三、锚索长度： 为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用锚索的长度为： L=L1+L2+L3+L4 其中：L---------锚索长度，m； L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度，m； L2 --------需要悬吊不稳定岩层（煤体厚度），取 2.5m； L3 --------上托盘及锚具厚度，0.15m； L4 --------需要外露张拉的长度，取0.25m。
锚杆支护理论计算方法
锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 Ｌ≥L1+L2+Ｌ3--------－－------－-------- ① =0.１＋１．5+0．3=1.9m 式中： Ｌ——锚杆总长度，ｍ； L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.１m； Ｌ２——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m； L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度）,按经验L3≥３00mm。 (一)锚杆外露长度L１ L1=(０．1～０.１5)m,[钢带+托板+螺母厚度+（0.０２～０.03）] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度）L３ 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》ＧBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.３条第四款规定： 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用2０锰硅钢筋或３号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.３.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;
四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~25０毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300～４0０毫米； 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于６毫米,尺寸不宜小于１5０×１５0毫米； 六、锚头的设计锚固力不应低于５0千牛顿； 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm~４0０mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定： 第3．3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式（3.3.11-1)、(3.３.１1-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3．3.１1-１） cr st a f d f d k l 2214≥ (３.3.1１-２) 式中ｌa ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（ｃm); ｄ1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ）; ｄ２——锚杆孔直径(ｃm ）; ｆst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm ２）;
锚杆(锚索)支护设计公式
锚杆（锚索）支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆（锚索）支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度，m ； L 1——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m ； L 2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ，帮锚杆取帮破碎深度c ），m; L 3——锚入岩（煤）层内深度，m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高； 顶f ——顶板岩石普氏系数； ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距：应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距，m ；
G ——锚杆设计锚固力，kN/根； k ——安全系数，一般取2；（松散系数） L 2——有效长度（顶锚杆取b ）; γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核，应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度，m ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； c a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——锚索抗拉强度，N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？ b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m ； c L ——托板及锚具的厚度，m ； d L ——外露张拉长度，m ； 4、悬吊理论校核锚索排距： L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1] 式中 L---锚索排距，m ； B---巷道最大冒落宽度， m ； H---巷道最大帽落高度， m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70
煤矿锚杆支护
煤矿锚杆支护设计GJSS - - 批准： 审定： 审核： 编制：
****年11月18日
目录 一、工程概况 二、场地地质条件 三、锚杆支护方案 四、锚杆施工工艺 五、锚杆基本试验与验收试验 六、主要施工机械设备 七、施工人员安排 八、安全施工措施
九、质量保证措施及检验 十、施工进度计划
锚杆支护设计与施工方案 一、工程概况 由地产开发有限公司投资兴建****的位于东风路和法政路交汇处附近，基坑周长约340m，开挖深度至-15.9m。基坑采用地下连续墙加锚杆支护方案，由****市城市规划勘测设计研究院设计。设计连续墙厚800，预应力锚杆三排，分别布置在-4.5m、-9.2m和-11.9m处，锚杆穿越的土层有淤泥、粘土层、强风化层及中风化层，锚杆预应力400KN。 二、场地地质条件 根据****市城市规划勘测设计研究院提供的工程地质报告，场地地层自上而下依次为：人工填土层、冲积层、残积层及白垩系页岩。
1、人工填土层（Q ml）：场地均布，杂色，含砖瓦碎石等杂物，层厚1.50～ 3.80m。 2、冲积层（Q al）：按岩性不同可分为淤泥及中砂。 （1）淤泥：场地大部分布（除钻孔鉴7、鉴9、技11和鉴12外），灰黑色，软塑～流塑，含少量粉细砂，间夹贝壳及腐木，层厚0.50～ 3.90m。 （2）中砂：仅见于钻孔鉴5、技6、技13及技16，灰黑色，松散，饱和，颗粒较均匀。层厚0.6～1.7m。 3、残积层（Q el）： （1）粉质粘土：局部分布，灰黄色，可塑至硬塑，含粉细砂层，为原岩风化产物。 （2）粘土：局部分布，红黄、灰白、灰黄、褐色，硬塑，含少量粉细砂，为原岩风化产物。
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 （淮北朔里矿业有限责任公司，安徽淮北235052） 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护；合理设计；选择；巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中，由于其对破碎岩体的加固效果好，又优于U型钢被动支护，加上劳动强度低、经济效益显著的特点，因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛，75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响，所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大，严重的冒落无法再利用。因此，煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性，以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中，对于深部高应力的地点，在进行断面选择时，必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道，应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道，可采用梯形断面；复合顶板或破碎顶板的巷道，应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说，斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4，上肩窝部高度达到煤层顶板，下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明，其断面承压效果要比梯形断面好。但是，岩石掘进工作量大是其缺点，并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上，主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择，其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出
锚杆支护参数计算
1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。 煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3．1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为 2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得： ①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度： 煤巷顶板岩层：m l 23.12=
巷道锚杆支护计算公式
根据1552工作面围岩柱状资料分析，15#煤层顶板直接顶为粘土岩，厚度1.0-1.5m ，施工时，极易垮落，掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进，采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验，确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数：根据15#煤层邻近巷道的支护经验，1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆，间距1000mm,排距900mm ；选用1x7丝φ15.24mm ，锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，m K----安全系数，取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m 其中： H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中：a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力，50kN/根； H ——冒落拱高度，取0.58m ； K ——安全系数，取2； r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m
煤矿锚杆支护技术参数
煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m，煤层结构简单，夹石层数1~2层，夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩，厚度一般为0.20~0.40m，煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩；煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形，巷道宽度4.0m，高度3.2m，采用锚网梁索联合支护方式支护顶板，锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 （一）顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1）锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度，m；式中 L——锚杆外露长度，m；1L——锚杆有效长度，m；2L——锚杆锚固长度，m。3L的确定）锚杆外露长度（11LL=0.05m ，一般）0.02～0.03m（螺母厚度垫板厚度= ++11（2）锚杆有效长度L 的确定2． L的确定：采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时，f≥f——普氏系数，取4.5；式中B——巷道跨度，取4m；
L= 1.8B/f =1.6m，取1.65m L = 0.3~0.4m，取0.3m。3LLLL= 2L的确定（3）锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m，结合矿井实际，=++取因此，321L=2.0m。 2）锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排D按下式计算：距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3）锚杆直径的确定 d可按下式计算：锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm，锚杆直径取20mm＞18.2mm 4）锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算： Q——锚杆锚固力，t；式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数，取2~3； L；m——锚杆有效长度，2． 3r。——视密度，t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN，采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后，锚固力约70KN≥Q=69.6 KN，符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时，锚杆锚固方式可端部锚固；当顶板煤体松软破碎时，采用全长锚固。 （一）煤帮锚杆支护参数确定 1）煤帮锚杆长度
锚杆支护设计,教材
、基本情况 22111回风顺槽巷道原设计1110m,施工沿2#煤层底板布置掘进，S100A 型综掘机落煤、装煤。采用矿用耐压坑木，梯形断面平棚、亲口结合支护。临时支护采用4.0m 长的10#槽钢，配合40T 型圆环大链，用连接环加螺丝锚固，截割后及时窜入迎头空顶地段。棚梁、腿均为2.7m,巷道上净宽2.4m,下净宽3.4m, 净高2.5m，掘进毛断面8.64m2，棚距0.7m，断面顶部铺设10#铁丝金属菱形网，长边搭接100mm，每300mm联一道，每一道为三扭一扣压辩式，勾盘“六、六、六”，严密牢固，严禁空帮空顶。地质条件为：2#煤平均煤厚6.8m,煤层结构简单，夹矸层数1—3层，稳定可采，夹石多为灰黑色页岩及泥岩，位于中上部，下部煤质好于中部。顶板为砂岩，底板为砂岩及砂质页岩；据邻近巷道观测，瓦斯绝对涌出量为0.51m3/min;据煤尘爆炸性试验，2#煤火焰长度为50—400mm, 煤的自燃倾向性等级为易自燃—自燃，自然发火期3—6个月；煤层倾角最大为11 度，最小为9 度，平均10 度，走向近似东西向，据掘进2217工作面回风巷时有一条落差大于3m 的断层存在，在进风巷掘进时，这条断层已不存在，没有延伸到22111 工作面内。 根据现有的技术资料，考虑2#煤较硬，为推广锚杆支护，也为提高我矿掘巷的机械化程度，借鉴焦家寨矿锚杆、锚索支护经验，对22111 回风顺槽木支150m 后进行锚杆支护。 二、支护设计方法结合通风要求、综采设备安装要求和巷道围岩变形情况等，根据附近钻孔的柱状资料分析，2#煤顶煤直接顶为砂岩，厚度为5.0?7.0m,属较稳定岩层，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中，需用高强锚索做辅助支护。根据公司焦家寨矿2#煤层回采巷道支护经验，初步确定 22111回风顺槽采用矩形断面，掘进宽度3.4m,掘进高度2.6m，掘进毛断面积8.84m2,锚杆+网+锚索联合支护。顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢，直径20mm, 长度2.0m,排距0.8m,间距0.9m，四根锚杆均匀分布，两侧各留350mm间隙；巷道靠上帮一侧采用左旋无纵筋螺纹钢，直径18mm,长度1.7m,靠下帮一侧采 用玻璃钢锚杆，直径18mm,长度1.7m，间距1.0m,排距0.8m，三根锚杆均匀分布，上下侧各留300mm 间隙；巷道顶帮均采用钢筋托梁并铺设金属网；巷道顶板补打锚索? 15.24-6000,用3003 3003 12mm钢托盘，间距1.5m,排距3.2m。 巷顶锚杆锚固力不小于70KN预紧力矩不小于1002 m帮锚杆锚固力不小于30KN预紧力矩不小于602 m锚索预紧力不小于120KN锚索锚固力不小于221KN。 一、采用计算法校核支护参数。 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果条件， 应满足：L》L1+L2+L3 式中：L——锚杆总长，m
锚索支护计算
锚索支护设计技术参数 1、加强锚索长度校核，应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度，m ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； M MM f f d K L c a a 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 其中： K ——安全系数,一般取2； 1d ——锚索直径,17.8mm ； a f ——锚索抗拉强度，1427.31N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2； b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.7m ； c L ——托板及锚具的厚度，0.15m ； d L ——外露张拉长度，0.25m ； M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++= 设计取锚索长度为8.3m 2、悬吊理论校核锚索排距： L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1] 式中 L---锚索排距，m ； B---巷道最大冒落宽度，4.2 m ； H---巷道最大帽落高度，2m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，39.42kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, 0.8m, F 1---锚杆锚固力,70 kN; F 2---锚索极限承载力, 320kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;
n---锚索排数,取1。 L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2 ×70×sin75°)÷0.8]=1.974m 3、加强锚索数目的校核，应满足 断P W K N ?≥ 式中N ——锚索数目； K ——安全系数；2 断P ——锚索最低破断力，360kN ； W ——被悬吊岩石的自重，kN ； ∑∑???=D h B W γ 其中：B ——巷道掘进荒宽，4.2m ； D ——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取4.15m ； ∑h ——悬吊岩石厚度，3.7m ； ∑γ——悬吊岩石平均容重，24.13kN/m 3。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根
煤矿锚杆支护技术规范标准设计
煤矿锚杆支护技术规范（新） ICS 73.100.10 D 97 备案号：26921—2010 MT 2009-12-11发布 2010-07-01实施 中华人民共和国煤炭行业标准 MT/T 1104—2009 煤巷锚杆支护技术规范 Technical specifications for bolt supporting in coal roadway 国家安全生产监督管理总局发布 前言 本标准的附录A为资料性附录。 本标准由中国煤炭工业协会科技发展部提出。 本标准由煤炭行业煤矿专用设备标准化技术委员会归口。 本标准由中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会负责起草。煤炭科学研究总院南京研究所、煤炭科学研究总院开采设计研究分院、煤炭科学研究总院建井研究分院、中国矿业大学、兖州矿业集团公司、徐州矿务集团公司、鹤岗矿业集团公司、新汶矿业集团公司、山西焦煤西山煤电集团公司、江阴市矿山器材厂、石家庄中煤装备制造有限公司、深圳海川工程科技有限公司参加起草。 本标准主要起草人：袁和生、康红普、陈桂娥、权景伟、张农、王方荣、王富奇、何清江、周明、秦斌青、晨春翔、黄汉财、赵盘胜、何唯平。 煤巷锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。 本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护，也适用于半煤岩巷锚杆支护。 2 规范性引用文件 下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件，其随后所有的修改单（不包括勘误的内容）或修订版均不适用于本标准，然而，鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件，其最新版本适用于本标准。 GB/T 5224－2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T 14370－2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB 50086－2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT 146.1－2002 树脂锚杆锚固剂 MT 146.2－2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T 942－2005 矿用锚索 MT 5009－1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准
锚杆支护参数设计
煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大。巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如，是按采动影响时的支护难度设计支护，还是按照采动影响前的使用要求设计，不同的设计思想，结果大不相同。 目前，我国煤巷支护设计方法大致分为三类，即工程类比法、理论计算法及实例法。 1）工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验，通过工程类比，直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后，就可根据不同类别的岩层，确定不同的支护形式和参数。 （1）巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在18世纪，在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入，国内外围岩分类研究得到了迅速发展，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f（普氏系数）来对围岩分类，f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现，它最重要的性质在于不论是何种抗力，以及这种抗力是如何引起的，而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践，并且有抽象概括的程序可取，所提出的岩石坚固性系数值简单明确，到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要，原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类，见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素，是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。
锚杆和锚索支护参数的计算
一、锚杆支护参数的计算 1）锚杆长度的确定： 顶锚杆 根据悬吊理论计算： 本矿的煤层顶板属中等稳定形，锚杆须锚入稳定岩石0.35米，锚杆外露0.05米，，则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m) 其中 L 1------顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析 得1.3米 L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度，取0.35m L 3------锚杆外露长度，0.05m 结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m 2）锚杆间排距的确定： L= h K Q =1.02米，考虑巷道宽度间距取0.8米，排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨，经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验，锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力，取5.0 k-----安全系数，取1.5 γ---岩石容重，取2.5T/m 3 h----顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度，间距取0.8米，排间取1.0米，符合理论计算要求。 二、锚索间排距的确定： L=nF 2/［BH γ-(2F 1sin θ)/L 1］
式中： L—锚索排距，m； B—巷道最大冒落宽度，3.1m； H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.6米； γ—岩体容重，取25KN/m3； L1—锚杆排距，1.0米； F1—锚杆锚固力，取50KN； F2—单根锚索的极限破断力，取210KN； θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，85ｏ； n—锚索排数，取2； L =2×210/［3.1×3.6×23-（2×50×sin85ｏ）/1］=2.5m 考虑巷道宽度，间距取1.6米，排距取2.0米，符合理论计算要求。
煤矿锚杆支护
煤矿锚杆支护设计 GJSS - - 批准： 审定： 审核： 编制： (2002-6)第1页
****年11月18日 (2002-6)第2页
目录 一、工程概况 二、场地地质条件 三、锚杆支护方案 四、锚杆施工工艺 五、锚杆基本试验与验收试验 六、主要施工机械设备 七、施工人员安排 八、安全施工措施 (2002-6)第3页
九、质量保证措施及检验 十、施工进度计划 (2002-6)第4页
锚杆支护设计与施工方案 一、工程概况 由地产开发有限公司投资兴建****的位于东风路和法政路交汇处附近，基坑周长约340m，开挖深度至-15.9m。基坑采用地下连续墙加锚杆支护方案，由****市城市规划勘测设计研究院设计。设计连续墙厚800，预应力锚杆三排，分别布置在-4.5m、-9.2m和-11.9m处，锚杆穿越的土层有淤泥、粘土层、强风化层及中风化层，锚杆预应力400KN。 二、场地地质条件 根据****市城市规划勘测设计研究院提供的工程地质报告，场地地层自上而下依次为：人工填土层、冲积层、残积层及白垩系页岩。 (2002-6)第5页
1、人工填土层（Q ml）：场地均布，杂色，含砖瓦碎石等杂物，层厚1.50～ 3.80m。 2、冲积层（Q al）：按岩性不同可分为淤泥及中砂。 （1）淤泥：场地大部分布（除钻孔鉴7、鉴9、技11和鉴12外），灰黑色，软塑～流塑，含少量粉细砂，间夹贝壳及腐木，层厚0.50～ 3.90m。 （2）中砂：仅见于钻孔鉴5、技6、技13及技16，灰黑色，松散，饱和，颗粒较均匀。层厚0.6～1.7m。 3、残积层（Q el）： （1）粉质粘土：局部分布，灰黄色，可塑至硬塑，含粉细砂层，为原岩风化产物。 （2）粘土：局部分布，红黄、灰白、灰黄、褐色，硬塑，含少量粉细砂，为原岩风化产物。 (2002-6)第6页
锚网巷道支护设计说明书
锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1） 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为： 顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。
菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 （2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;
锚杆支护设计
组煤 层 号 煤层厚度（m）层间距（m）稳 定 性 煤层 倾角 (平均) 可采 情况 夹矸 层数 煤层 结构 顶板 岩性 底板 岩性最大－最小 平均 最大－最小 平均 太原组 11 1.40-3.87 2.8110.05-31.50 17.01 稳 定 4 全区 可采 0-3 简单至 复杂 砂质 泥岩 泥岩 13 2.45-12.90 11.01 稳 定 4 全区 可采 0-10 简单至 极复杂 砂质 泥岩 泥岩 岩石力学性质试验成果表表6-1 名称岩性 抗压强度 （MPa） 抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa 11号顶板泥岩 12.0-15.4 13.8 0.31-0.59 0.43 1.02-1.73 1.34 11号底板砂岩 7.9-10.8 9.5 0.34-0.52 0.40 0.62-1.19 0.84 13号顶板细砂岩30.7 1.7 13号底板泥岩35.3 1.6 煤质分析： 1. 煤尘爆炸指数=V挥/100-A-W=38.37/100-4.19-9.35=38.37/86.46=44.37% 2. 煤尘爆炸指数=V挥/V挥+C=38.37/38.37+46.67=38.37/85.04=45.11%
1102回风巷支护设计 一、巷道概况 本矿南回风大巷巷道设计长度411m，巷道沿煤层底板掘进，掘进净宽度4740mm，掘进净高度3420mm。本巷道在钻孔ZK1区域（相距80m）。煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3、表4。 表3 煤层顶底板情况表 名称岩石名称厚度(m) 特征 老顶砂岩，8.9 灰色，中细稳定，石英长石，紧密 直接顶泥岩 4.6 层理较发育、块状、性脆、易冒落 直接底粗纱岩8.3 灰白色、石英、胶结疏散、含砾 表4 煤层特征情况表 项目单位指标备注 煤层平均厚度m 2.75 煤层倾角°3～5 煤层硬度 f 2～3 较稳定 自燃发火期月3--6 绝对瓦斯涌出量 m3/min 1.41 煤尘爆炸指标% 45.11 二、巷道支护设计 1、支护方式及支护理论的选择 该巷道沿煤层底板掘进，直接顶为泥岩，层理较发育，易冒落，平均总厚度4.6m，老顶为坚硬的中细砂岩、泥砂岩，较稳定。采用锚杆、锚索联合支护方式，选用悬吊理论进行设计。 锚杆的作用，是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上，使岩层锚固紧密，防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里，调动深部围岩的强度，对锚杆锚固
锚杆(锚索)长度、间排距、全参数地确定
1锚杆支护参数的确定 （1） 两帮破坏范围C 的确定 222 1.5 [-]() cos(/2)2 cot (45)1 12 t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσα?+-= +--- 式中，k ——应力集中系数； kt ——巷道维护时间影响系数； k c ——煤层稳定影响系数； σc ——煤帮煤层单轴抗压强度（MPa ）； σy ——垂直自重应力（MPa ）； α——煤层倾角（°）； h c ——被巷道切割的煤层厚度（m ）； l t ——巷道切割煤层（岩层）的最大宽度 u ——煤层的泊松比； φ——煤层的内摩擦角（°） 。 （2） 巷道顶板破坏范围的确定 1sin 2sin (cot )(1sin )[] cot o p o C R R C φ φ ρφφφ -+-= 式中，R p ——为围岩松动范围（m ）； R o ——巷道外接圆半径（m ）； ρo ——原岩自重应力（MPa ）； C ——顶板岩石粘结力（MPa ）； φ——为顶板岩石内摩擦角（°）。 （3） 锚杆直径 0.018m φ== 式中，
s mm a Q 1.1320mm σΦ—锚杆直径（）； —螺纹钢抗拉强度（MP ）； —锚杆锚固力； 考虑富余系数，锚杆直径确定为。 （4） 锚杆长度 tan 1.8tan 450.50.10.1 2.4()tan tan 45b a l m ?++=+=+=?o o 式中， b m a m ?。 —组合拱厚度（); —锚杆对岩层的控制角（）—锚杆间排距（）。 2锚索支护参数的确定 1锚索长度的确定 123a a a a L L L L =++ 式中： L a ——锚索长度（m ）； L a1——锚索外露长度（m ）； L a1——锚索有效长度（m ）； L a2——锚索锚固长度（m ）。 （1）静压软岩巷道 在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度： 21max 1.5,n a i i L a h =?? =???? ∑ 式中，a ——巷道宽度（m ）； h i ——稳定岩层下各层厚度（m ）； i ——稳定岩层下岩层层数。 （2）动压软岩巷道
锚杆锚索支护在大煤沟矿的应用
锚杆锚索支护在大煤沟 矿的应用 文稿归稿存档编号：[KKUY-KKIO69-OTM243-OLUI129-G00I-FDQS58-
锚杆锚索支护在大煤沟煤矿的应用 摘要：在煤层及煤层顶底板泥岩、炭质泥岩中施工水仓，采用锚杆 锚索挂金属网喷浆封闭的复合支护技术，改变了围岩的应力状态，提高 了岩石的自身承载强度，解决了在松软岩层中施工水仓的工程质量及进 度问题，取得了良好的使用效果。 河南省义马煤业集团下属煤矿青海省义海能源公司大煤沟煤矿设计 生产能力为60万吨/年，矿区煤田为中生代侏罗系不粘结煤。可采煤层 为F 1、F 2煤层，F 1煤层平均厚度为16米，F 2煤层平均厚度为6.5米，煤 层赋存稳定，结构简单。两层煤层间距2~3m ，顶板为中~粗粒砂岩，不稳 定。底板为深灰色泥岩、炭质泥岩及细砂岩。该矿在施工井底水仓时， 由于井底水仓内外仓均布置在F 1、F 2煤层中。在考虑支护形式时，通过现 场调查和理论论证相结合的方法，确定了井底水仓采用锚杆锚索挂金属 网喷浆联合支护的方法。 一、 支护原理 1.锚杆锚索是通过围岩内部发挥其支护作用的，也就是变巷道 被动支护为主动支护，提高巷道自身的承载力。锚杆锚索与围岩共同 作用，成为一个整体。由于锚杆锚索的强度和刚度大于围岩的变形， 从而在锚杆锚索对围岩施加作用力时，该力一方面改善围岩应力状 态，另一方面通过对裂隙岩体施加挤压作用，从而大大提高了围岩的 抗剪、抗压强度，以及围岩自身的承载能力。 2.由于锚杆锚索的抗拉作用，当锚杆锚索穿越破碎岩体深入到 稳定岩层时，对不稳定岩层起到悬吊作用。
3.开掘巷道以后，巷道围岩中应力状态由原来三向应力变为两 向应力，顶板下位岩层受水平应力的作用，岩层容易失稳被破坏，而锚杆锚索的作用就是在失去一向应力的方向上，给岩层提供一个约束力，提高岩石的强度，使得岩层形成能承载的支护结构。 4.由于掘进的断面小，顶板通过锚杆的悬吊、挤压作用可以形 成有效的承载梁，同时在施工中安设的锚索，可以起到进一步加固的作用。 5.为防止掘进巷道暴露岩面风化，采用挂金属网喷浆封闭的办 法，有效阻止了岩面与空气的接触，防止了风化现象的发生。 二、支护选型 1、顶板支护 ⑴锚杆支护。选用￠20×2000mm的左螺旋纹锚杆，CK2340型 树脂锚固剂、Z2388型树脂锚固剂各一条，使用￠130×8mm的冲压碟形垫片，并配合金属网进行支护。间排距800×800mm，锚杆采用矩形布置。 （2）锚索支护。选用￠15.24×5000mm的锚索，配套使用CK2340型锚固剂两条及槽钢拖梁，MX型索具。整个巷道顶部及两肩各打一排锚索，锚索成花形布置，排与排之间间距1.5m，排内锚索间距3m，锚索滞后工作面5m。 （3）加强支护。刷扩后在巷道正中采用带帽点柱加强支护，柱帽长1.0m，柱距2.0m，柱帽方向垂直于巷道掘进方向，并用木楔打紧打牢，点柱直径不小于0.18m，高度不小于3.0m。点柱必须挖柱
锚杆支护设计,
一、基本情况 22111回风顺槽巷道原设计1110m，施工沿2#煤层底板布置掘进，S100A 型综掘机落煤、装煤。采用矿用耐压坑木，梯形断面平棚、亲口结合支护。临时支护采用4.0m长的10#槽钢，配合40T型圆环大链，用连接环加螺丝锚固，截割后及时窜入迎头空顶地段。棚梁、腿均为2.7m，巷道上净宽2.4m，下净宽3.4m，净高2.5m，掘进毛断面8.64m2，棚距0.7m，断面顶部铺设10#铁丝金属菱形网，长边搭接100mm，每300mm联一道，每一道为三扭一扣压辩式，勾盘“六、六、六”，严密牢固，严禁空帮空顶。地质条件为：2#煤平均煤厚6.8m，煤层结构简单，夹矸层数1—3层，稳定可采，夹石多为灰黑色页岩及泥岩，位于中上部，下部煤质好于中部。顶板为砂岩，底板为砂岩及砂质页岩；据邻近巷道观测，瓦斯绝对涌出量为0.51m3/min；据煤尘爆炸性试验，2#煤火焰长度为50—400mm，煤的自燃倾向性等级为易自燃—自燃，自然发火期3—6个月；煤层倾角最大为11度，最小为9度，平均10度，走向近似东西向，据掘进2217工作面回风巷时有一条落差大于3m的断层存在，在进风巷掘进时，这条断层已不存在，没有延伸到22111工作面内。 根据现有的技术资料，考虑2#煤较硬，为推广锚杆支护，也为提高我矿掘巷的机械化程度，借鉴焦家寨矿锚杆、锚索支护经验，对22111回风顺槽木支150m后进行锚杆支护。 二、支护设计方法 结合通风要求、综采设备安装要求和巷道围岩变形情况等，根据附近钻孔的柱状资料分析，2#煤顶煤直接顶为砂岩，厚度为5.0～7.0m，属较稳定岩层，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中，需用高强锚索做辅助支护。根据公司焦家寨矿2#煤层回采巷道支护经验，初步确定22111回风顺槽采用矩形断面，掘进宽度3.4m，掘进高度2.6m，掘进毛断面积8.84m2，锚杆+网+锚索联合支护。顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢，直径20mm，长度2.0m，排距0.8m，间距0.9m，四根锚杆均匀分布，两侧各留350mm间隙；巷道靠上帮一侧采用左旋无纵筋螺纹钢，直径18mm，长度1.7m，靠下帮一侧采用玻璃钢锚杆，直径18mm，长度1.7m，间距1.0m，排距0.8m，三根锚杆均匀分布，上下侧各留300mm间隙；巷道顶帮均采用钢筋托梁并铺设金属网；巷道顶板补打锚索φ15.24-6000，用3003300312mm钢托盘，间距1.5m，排距3.2m。 巷顶锚杆锚固力不小于70KN，预紧力矩不小于100N2m，帮锚杆锚固力不小于30KN，预紧力矩不小于60N2m，锚索预紧力不小于120KN，锚索锚固力不小于221KN。